范矿1.50Mta新井设计

中国矿业大学（北京）本科生毕业设计（论文）中文题目：范矿1.50Mt/a新井设计英文题目：The design of Fan 1.50Mt/a New Coal Mine专题题目：特大断面巷道锚杆索环形一体化支护技术姓 名：学 号：学 院：资源与安全工程学院专 业：采矿工程班 级：指导教师：职 称：完成日期：诚信声明本人郑重声明：所呈交的毕业设计（论文）是本人在指导教师的指导下独立完成的。除文中已经注明引用的内容外，毕业设计（论文）中不包含其他人已经发表或撰写过的研究成果。对本文做出重要贡献的个人和集体，均已在文中以明确方式标明。作者签名：日期：关于使用授权的说明本人完全了解中国矿业大学（北京）有关保留、使用毕业设计（论文）的规定，即：学校有权保留送交论文的复印件，允许论文被查阅或借阅；学校可以公布论文的全部或部分内容，可以采用影印、缩印或其他复制手段保存论文。作者签名：导师签名：日期：中国矿业大学（北京）本科生毕业设计（论文）任务书学院：资源与安全工程学院专业：姓名：学号：任务下达日期：20 14年3月15日任务完成日期：20 14年6月8日论文题目：范矿1.50Mt/a新井设计专题题目：特大断面巷道锚杆索环形一体化支护技术主要内容和要求：毕业设计分为一般部分和专题部分，题目按上述所列确定。一般部分的撰写内容应严格按毕业设计大纲的章节内容要求进行，总计十章内容，不得删节和减少。专题部分内容为深井高应力巷道支护技术的研究，要求按照科技论文的形式撰写，单独列出参考文献。上述两部分内容的进行均要求按照规定时间完成，时间分配一般部分占75%，专题部分25%，两者相辅相成，不可偏废。设计中要严格执行现行的有关规程和规定。设计插图应采用计算机绘制。CAD、手绘图均至少一张；设计说明书的版式以及打印符合相应的规范要求。教学院长签字：指导教师签字：中国矿业大学（北京）本科生毕业设计（论文）结合科研说明书学院：资源与安全工程学院学生姓名专业采矿工程班级采矿2010-1题目名称范矿1.50Mt/a新井设计题目种类设 计题目类型工业设计指导教师王家臣专业采矿工程职称教 授科研课题基本情况科研课题名称高强度开采下采场围岩控制科研课题来源973项目科研立项起止时间2013年至2014年主要研究内容:研究西部煤层高强度开采下工作面矿压显现规律；研究高强度开采下工作面支架与围岩相互作用关系、大面积顶板切落压架灾害发生机理及影响因素；研究开采沟谷地形和倾向煤柱等对浅埋煤层顶板切落灾害的影响，为西部矿区高强度开采下工作面大面积顶板切落灾害预测和防治提供理论基础。学生参与科研课题研究情况参与课题研究的内容：基于高强度开采下大范围顶板切落灾害的形成机理，研究大范围顶板切落灾害危险区域预测方法；研究顶板切落灾害的前兆信息特征及演化规律，建立顶板切落灾害的实时监测方法；研究工作面发生大范围切顶压架灾害危险区域的支架合理工作阻力确定方法;建立高强度开采下大范围顶板切落灾害的预测与评价方法。参与研究的工作量:基于研究课题，参与到现场实测、实验室数值模拟、理论计算等项目研究过程中。系（教研室）意见学院意见毕业设计（论文）内容与科研课题相关，并且学生参与科研课题研究，同意认定毕业设计（论文）结合科研课题。系（教研室）主任签字：20 年 月 日符合毕业设计（论文）结合科研课题工作要求，同意认定毕业设计（论文）结合科研课题。主管院长签字： 20 年 月 日摘 要本设计包括两个部分：一般部分和专题部分。一般部分为范矿1.50Mt/a新井设计。此部分共包括10章：矿井概况及井田地质特征、井田境界和储量、矿井工作制度和设计生产能力、井田开拓、矿井基本巷道、采煤方法和带区巷道布置、井下运输、矿井提升、矿井通风及安全和矿井主要经济技术指标。范矿矿井田位于开平煤田，井田走向长约12.58km，倾斜长3.92km，面积约31.78km2。本设计开采一层煤，煤厚平均为4.5m，煤层倾角不大，平均为7。可采储量约11931万t。煤层瓦斯含量较低，属低瓦斯矿井。范矿设计年生产能力为1.50Mt/a,服务期限为61.18a。矿井为立井开拓，准备方式采用带区式准备方式。井田开采采用一次采全高工艺，煤层采用综合机械化开采，工作面长度为210m，采用胶带输送机运煤，无轨胶轮车辅助运输，矿井采用通风方式为中央并列式。专题部分是一篇论文，通过对现有的锚杆索支护理论进行研究，在现场工程需要的基础上，结合原有的锚杆索支护理论而提出了特大断面巷道锚杆索环形一体化支护技术。关键词：带区；一次采全高；中央并列式通风；大断面巷道ABSTRACTThis design consists of two parts: general part and special part.General part is to design of mine ofFan.This design includes ten chapters:1.An outline of the mine field geology;2.Boundary and the reserves of mine;3.The service life and working system ofmine;4.development engineering of coalfield;5.The bisic roadway of the coalmine;6.The method and used in coal mining and mining roadway layout instrip district;7.Transportation of the underground;8.The lifting of the mine;9.The ventilation and the safety operation of the mine;10.The basic economic andtechnical norms.Fan mine field is located in the kaiping coalfiled open to grow about 12.58run 3.92 long, tilting the area approximately 25.30 km2.The design of coal seam mining one layer,larger, are in the 69,local the fault effect,recoverable reserves about 11913 million t.Coal seam gas content is low,low gas of mine.Fanore design annual production capacity of 150 million t/a, service 61.18 a deadline for. The mine shaft to expand, ways to prepare using band- type ways to prepare.The field use the full-seam mining.Using the comprehensive mechanized mining, coal mining, the length of 210 m,trackless tyred vehicle harvesters transportation, the mine ventilation mode for central by breakdownThe projects section is a paper By studying on the existing theory of bolt-cable support, based on the needs of field-project and combined with the original theory, the support method of bolt-cable circular integration technique is proposed.Keywords:band-style;full-seam mining;central ventilation breakdown;large section tunnel目 录1 矿区概述及井田地质特征11.1 矿区概述11.1.1 井田位置、范围和交通11.1.2 气象及地震11.1.3 地形地貌及地表水系21.1.4 矿区经济概况21.1.5 矿区水源和电源21.2 井田地质特征31.2.1 地层及含煤地层31.2.2 地质构造51.2.3 井田水文地质特征71.3 煤层特征101.3.1 主要可采煤层101.3.2 主采煤层埋藏条件101.3.3 煤质131.3.4 瓦斯、煤尘及煤的自燃性131.3.5 其他参数142 井田境界和储量152.1 井田境界152.2 井田的工业储量152.2.1 井田的工业储量152.3 保护煤柱损失量与可采储量计算162.3.1 保护煤柱损失量162.3.2 矿井设计可采储量173 矿井工作制度及设计生产能力193.1 矿井工作制度193.2 矿井设计生产能力及服务年限193.2.1 矿井设计生产能力193.2.2 矿井服务年限194 井田的开拓214.1 井田开拓的内容214.1.1 确定井筒的形式、数目、位置及坐标214.1.2 开采水平的划分224.1.3 大巷布置224.2 方案提出224.2.1 技术比较244.2.3 经济比较245 矿井基本巷道275.1 井筒275.1.1 主立井275.1.2 副立井285.1.3 回风井285.2 井底车场305.2.1 井底车场的形式和布置方式305.2.2 车产副井空、重车线的验算315.2.3 井底车场硐室布置325.3 主要开拓大巷345.2.1 运输大巷345.2.2 辅助运输大巷355.2.3 回风大巷366 采煤方法和带区巷道布置386.1 煤层地质特征386.1.1 煤层特征386.1.2 瓦斯与煤尘386.1.3 煤层顶底板条件386.2 采煤方法和回采工艺386.2.1 采煤方法386.2.2 回采工作面参数396.2.3 工作面设备选型406.2.4 工作面回采工艺456.2.5 各工序过程注意事项476.2.6 采煤工作面正循环作业496.2.7 工作面吨煤成本计算516.3 带区巷道布置及产生系统526.3.1 带区巷道布置526.3.2 带区生产系统566.3.3 带区生产能力和回采率576.4 带区车场选型设计586.4.1 带区下部车场596.4.2带区主要硐室布置597 井下运输607.1 概述607.1.1 矿井生产能力和工作制度607.1.2 煤层607.1.3 运输距离和货载量607.1.4 矿井运输方式607.2 带区运输设备选型617.2.1 设备选型原则617.2.2 带区运输设备选型及能力验算617.3 主要运输大巷设备选择657.3.1 主运输大巷设备选型657.3.2 辅助运输大巷设备选型658 矿井提升698.1 概述698.2 主井提升698.2.1 选型依据698.2.2 提升容器的选型698.2.3 提升钢丝绳的选型718.2.4 提升机的选型738.2.5 提升机与井筒相对位置748.2.6 提升电动机选型758.3 副井提升758.3.1 原始数据758.3.2 副井提升设备选型759 矿井通风及安全779.1 矿井通风系统选择779.1.1 矿井概况779.1.2 矿井通风系统选择基本要求779.1.3 矿井通风方式选择789.1.4 矿井主要通风机工作方式选择799.2 带区及全矿所需风量799.2.1 工作面所需风量的计算809.2.2 备用工作面所需风量计算819.2.3 掘进工作面所需风量的计算819.2.4 硐室所需风量829.2.5 其它巷道所需风量829.2.6 矿井总风量839.2.7 风量分配及风速验算839.3 全矿通风阻力的计算849.3.1 矿井通风阻力849.3.2 自然风压计算869.3.3 矿井总风阻、等级孔计算879.4 选择矿井通风设备879.4.1 主要通风机选型879.4.2 电动机的选型889.4.3 对矿井通风设备要求909.5.1 瓦斯的防治909.5.2 煤尘的防治919.5.3 火灾的防治919.5.4 水灾的防治9110 基本技术经济指标93参考文献95专题设计部分96摘要971 工程地质概况1002 导致煤泥岩硐室群区特大断面巷道围岩变形破坏的原因1023 锚杆索支护技术的原理1043.1 锚索支护的作用1043.2 锚杆索对围岩的影响1053.3 锚杆索环形一体化支护技术1064 锚杆索环形一体化典型支护参数的数值模拟及参数确定1085 特大断面巷道锚杆索环形一体化支护实践及现场观测1105.1 巷道锚杆索支护施工工艺1105.2 锚杆施工后的矿压监测1116 结论112参考文献113致谢114中国矿业大学（北京）2014届本科生毕业设计（论文）1171 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1井田位置、范围和交通范各庄井田位于河北省唐山市古冶区境内。井田南北走向长12.58公里，东西最大倾斜长3.92公里，井田总面积为31.78平方公里,为开平煤田的一部分。矿井地理坐标：东经113度28分，北纬39度33分，井田北部及西北部与吕家坨矿相接，井田西及西南部与钱家营矿相邻，井田东部及南部岳各庄相接。井田地理位置优越，交通线四通八达。矿内铁路与京山线古冶站和林西矿接轨，北距古冶火车站10.2公里。有公路干线（迁唐线）通过井田。西距唐山市区23公里，丰南区31公里。西南距天津市121.5公里，西北距北京市192.3公里；北距古冶205国道10公里，京沈高速榛子镇入口23公里；南距唐港高速青坨营镇入口16公里，曹妃甸新区41公里，曹妃甸港67公里；东距滦县新城26.7公里，秦皇岛港100公里。东南距滦南县城24公里，乐亭县城46公里，京唐港66公里（以范各庄矿为中心，直线距离）。交通位置详见图1.1图1.1 开滦矿区矿井分布及交通位置平面图1.1.2 气象及地震（1）气象：每年七、八、九月为雨季，雨量占全年的76，年平均降雨量645mm，降雪期由十一月到次年三月，月降雪平均厚度3040mm，最大163mm。风向多东风，冬季略偏北，最高风速25m/s。常年最高气温37.6，最低气温-22.6，年平均气温10.8。冻结期由十一月中旬到次年三月下旬，土壤冻结深度0.50.7m。（2）地震自十五世纪有记载以来，唐山滦县一带共发生有感地震100余次，震级大于4.7级的10次，其中6级以上2次。1976年发生7.8级大地震后，国家地震局测定本矿区地震烈度为八度。本区域受到的主要自然灾害威胁是地震，偶然也遇风灾和雹灾。1.1. 3地形地貌及地表水系井田范围地貌简单，地表平坦，为第四纪冲积平原，地势北高南低，呈12坡度，地面标高介于+25m+32m之间。该区最高洪水位29.572m。开采范围所对应的地表村庄已搬迁，无需要保护的建筑物，只有沙河流过整个区域。沙河为季节性河流，流向大致与地层走向平行，汛期有时泛滥，造成一定的危害，但对生产没有直接影响。1.1.4矿区经济概况本区内居民点大都为农业村庄。自北向南有，周庄子、汀上、范各庄、范矿工房区、后仁里、张家庄户、大赤口、小刘庄、甘义庄、小岳各庄、小李庄、毕各庄、后程各庄、王喜庄、史庄子等。除务农外，部分居民在范各庄、吕家坨、林西、唐家庄等矿工作。范各庄矿大部分员工及其家属居住在范矿工房区，工房区有银行、邮局、派出所、医院、学校、公交、超市等公共服务设施。1.1.5矿区水源和电源（1）水源矿井生产、生活用水部分取自地下水，部分来自井下208水平7孔奥灰水。（2）电源范各庄矿工业广场有两套供电系统。一套为市电系统，安装35/6kV，16000kVA和10000kVA变压器各一台，两回电源引自吕家坨区域变电站。另一套为局电系统，安装35/6kV16000kVA和15000kVA变压器各一台，两回电源引自开滦林西电厂。（3）通讯四水平的通讯干线由2条电话电缆组成。电话电缆选用HUYVA39-3020.8mm矿用阻燃通讯电缆。1.2井田地质特征1.2.1地层及含煤地层煤系地层上部直接覆盖第四系冲积层，基底岩层为奥陶系灰岩。冲积层由粘土、粉砂、细砂、中砂、粗砂及砂砾组成，厚度70m至210m，平均130m，北薄南厚。煤系地层分为唐山组、开平组、赵各庄组、大苗庄组及唐家庄组，含有可采煤层4层，分别为7S、8S、9S、12S煤层，局部可采煤层2层，分别为5S、11S煤层，其中5S、7S、8S、9S煤层处在大苗庄组，11S、12S煤层处在赵各庄组，可采煤层总厚度约为11.5m。其中地质综合柱状图如图1.2所示。图1.2地质综合柱状图1.2.2地质构造开滦矿区位于燕山南麓，区内包括开平煤田的开平主向斜和车轴山向斜以及蓟玉煤田的林南仓向斜3个含煤构造。矿区属于华北断块的一部分，因此区域构造特征及地应力分布都受到华北断块构造的控制。由于受加里东运动的影响，中朝地台自中奥陶世以后一直处于上升状态，至早石炭世仍未接受沉积，因此开平煤田也缺失了从中奥陶统至下石炭统的各地层。矿区主体构造形态为开平复式向斜构造，向斜东北端抬升封闭，西南端开口呈半封闭性的构造盆地，面积约800平方公里。向斜的总体轴向为北东向，自古冶以北主向斜轴逐渐转为东西向如图1.3：图1.3 开平煤田构造纲要图开平复式向斜构造两翼不对称，西北翼地层倾角比较大，局部地层倒转，发育落差及走向长度较大的逆断层或逆掩断层；东南翼地层倾角比较平缓，由北往南发育两组轴向与主向斜轴斜交或直交的短轴倾伏褶皱构造：一组由杜军庄背斜、黑鸭子向斜、吕家坨背斜、塔坨向斜、毕各庄向斜及南阳庄背斜等组成；另一组出现在宋家营以南，由李新庄向斜、刘唐堡背斜组成，其规模不如前者。东南翼断层不很发育，规模亦较小，多见于褶皱构造的轴部，正断层较多，逆断层较少。区域地质演化史比较复杂，在古生代至中三叠世接受地台型沉积；基底由太古界的单塔子群和迁西群组成。岩石主要是各类片岩、角闪岩、片麻岩、石英岩等。出露厚度达万余米，加上隐伏部分可达2万余米，但在开滦矿区范围内出露较少，主要分布在东北部山区。盖层由震旦系、古生界、中生界的石英岩、白云岩、石灰岩、砂岩、页岩、安山岩、泥灰岩和煤系地层组成，总厚度1万多米。盖层多数埋藏于松散地层之下，只少数出露于北部山区。由于受加里东运动的影响，华北地区自中奥陶世以后一直处于上升状态，至早石炭世仍未接受沉积，中石炭纪后地壳缓慢下沉，接受了一套海陆交互相含煤沉积。含煤岩系主要为中石炭统唐山组，上石炭统开平组和赵各庄组，下二叠统的大苗庄组、唐家庄组。三叠纪晚期，构造环境发生变化，断裂作用使得中国整个东北部分形成裂谷型（断陷）盆地。在侏罗纪晚期，由于受燕山运动的影响，在北西一南东向挤压应力场作用下形成北东南西向的褶皱并使得古生代地层产生逆冲作用，并形成今日区内的含煤岩系构造基底以及较大范围内分布的剥蚀面。始新世（5千万年）以后，构造环境再次发生较大变化，主要表现为华北盆地由于板内裂谷作用发生张开。开滦矿区位于华北断块的北缘及燕山的山前地带，在第四纪（2百万年）后才开始快速沉降，并接受第四系沉积，厚度由北向南增厚，最大可达1000米，这些沉积物以不整合的形式直接覆盖于古生界含煤岩系之上。以上事实说明，该区在含煤岩系沉积后地壳经历了沉积-抬升到第四纪快速沉降的过程。因此，我们认为古生代-第四纪的不整合面所表征的剥蚀与沉降作用对矿区煤层瓦斯含量有很大影响。（1）地质产状单斜构造块段的范围在本水平由南一剖面线至南部边界，走向长度大约3200m，倾斜长度在900m至630m之间。地层倾向约280，倾角11至17，平均14。该块段有6个地面钻孔控制，没发现断层。但根据三水平开拓工程所揭露地质资料预测，四水平地质构造较为复杂。本区三维地震勘探还揭露了落差大于5的断层7条。详见表1.1：表1.1单斜构造块段断层特征表断层名称走向倾向倾角落差（m）区内延深长度（m）实见位置预测影响煤层F1北北东北西西808530200206三维地震5SF2北西南西707850120126三维地震5S12SF3弧形断层6983240250三维地震5S12SF4北北东北西西7083162170三维地震9S12SF5北北西北东东485592168三维地震5S12S（2）岩浆岩本井田范围无岩浆岩构造（3）岩溶陷落柱岩溶陷落柱在范各庄井田比较发育，对生产及矿井安全影响极大。自建井截止到现在已发现13个岩溶陷落柱。其中2#、9#、10#三个为强导水型岩溶陷落柱，如2171采面9#岩溶陷落柱揭露时曾造成淹井。突水时最大的涌水量为2053m3/min，给矿井造成了极大的危害。因此，要加强对岩溶陷落柱的分析与研究。范各庄井田已揭露的岩溶陷落柱，大部分发育在井口向斜或向斜区的边缘。可以预测，井口向斜为岩溶陷落柱多发区。需进一步采用综合勘探技术，加强该区域的探查，以保证矿井的安全生产。1.2.3井田水文地质特征（1）直接充水含水层直接充水含水层主要有5S煤层顶板砂岩裂隙承压含水层，5S煤层至12S煤层间砂岩裂隙承压含水层，12S14S煤层间砂岩裂隙承压含水层。由于各含水层的埋藏深度增加，各含水层承受静水压力增大。5S煤层顶板砂岩裂隙承压含水层：该含水层位于5S煤层顶板以上，厚度5060m，岩性主要为细砂岩及粉砂岩，该层裂隙发育，含水较为丰富，根据已有钻孔冲洗液消耗量大于15m3/h表明，该含水层在井口向斜延深区含水较为丰富，向南部逐渐减弱，掘进及回采工程揭露时主要以较大顶板淋滴水为主。12S14S煤层间砂岩裂隙承压含水层；该含水层位于12S煤层底板，岩性以中、粗砂岩和含砾粗砂岩为主，尤其是含砾粗砂岩中裂隙发育，含水丰富，目前已有的该层观测孔89-J1孔水位为-319.2m，97-J1孔水位为-299.9m，均有较高承压水头；根据已有钻孔冲洗液消耗量看，本含水层在四水平范围内，含水性较均一，含水量丰富，大巷施工及12S煤层采掘工程会有较大涌水。5S煤层至12S煤层间砂岩裂隙承压含水层：以煤层顶底板砂岩含水为主，其中以5S煤层至7S煤层间砂岩裂隙和9S煤层至11S煤层间砂岩裂隙含水较为丰富，主要以7S煤层顶板淋滴水和9S煤层底板涌水为主。（2）导水构造F0断层：根据二、三水平揭露和物探资料显示，F0断层落差大，向下发育至奥灰，向上发育至基岩面附近，伴生裂隙发育，含水丰富，已揭露最大涌水量0.9m3/min，且涌水稳定。F0断层向北延伸进入四水平，目前尚无工程控制，其富水性及是否沟通冲积层和奥灰含水层有待于进一步探查。预计其尖灭端富水性较强，是否留设断层防水煤柱有待于进一步的水文地质补充勘探。岩溶陷落柱：四水平北部位于井口向斜延伸区内。井口向斜区岩溶陷落柱发育，已相继揭露13个岩溶陷落柱，并有可能向四水平发展。1993年，在三水平车场区发现11#岩溶陷落柱；1997年，三水平车场301开拓工作面底板出水，涌水量达0.6m3/min，并发现与二水平有水力联系，进而在3-2皮带巷区域综合水文地质探查中发现了隐伏的13#岩溶陷落柱。井口向斜向四水平延伸区域内，12S煤层底板含水层观测孔89-J1孔、97-J1孔水位仍呈高异常，奥灰顶界面存在较大断裂构造。该区域仍属陷落柱发育怀疑区。另外，对四水平主体下山及下部车场区域进行了瞬变电磁勘探，查明三维地震探查的F18、F17、F12都有一定的赋水存在，其中F18的赋水性较强。（3）矿井充水特征根据投产三十九年采掘开工程揭露的资料，矿井水文地质情况与勘探提供的水文地质资料相比，存在较大差别。揭露了二水平井口高水位异常区，在异常区中发现208、2298两个高水位异常中心，异常区内水温、水电阻率、水同位素氚值及水质均接近奥灰水特征。存在着岩溶陷落柱和大的断层裂隙两种垂直导水通道，造成了奥灰含水层与煤系地层含水层密切的水力联系。井巷工程已揭露了13个岩溶陷落柱，多次造成突水和淹井，致使矿井水文地质条件极其复杂。矿井涌水量的增长主要取决于沿走向岩巷开拓长度和最上一个稳定煤层的开采面积；受地质构造影响和含水层的不均一性，各出水点之间存在相互影响，以及含水层初期静储量排泄等原因，矿井排水量的变化呈跳跃式。在正常情况下，含水层顺层疏干现象十分明显，同层位的强出水点袭夺弱出水点，掌的新出水点袭夺后面的老出水点，深部的出水点袭夺浅部出水点的规律比较明显。煤系地层中的含水层均为承压水，越向深部水头压力越大。目前，-310水平已基本开采完毕，二水平上半部各煤层多数已回采，三水平开拓工程已至南二石门，矿井总涌水量稳定在40m3/min左右。鉴于勘探阶段主要依据钻孔揭露的水文地质资料，受钻孔数量及控制程度的限制，其预测情况与生产矿井采掘工程实际揭露的水文地质情况存在较大的差别。为确保采掘工程安全生产，必须采用物、化、钻探相结合的综合立体勘探和水文地质试验等手段探查矿井水文地质条件，以确保安全生产，防患于未然。（4）涌水量预计三水平延深地质报告书中涌水量预计部分已包括四水平涌水量，由于三水平至今尚未完成开发，本次预计四水平涌水量是在排除沟通奥灰水突水的影响，利用一、二水平正常开采条件下的涌水量变化规律，预计四水平正常开采条件下的涌水量。一、二水平涌水量变化情况根据范各庄矿业分公司投产以后井巷揭露实际情况，矿井涌水量的增长主要取决于岩巷走向开拓长度和最上一个稳定可采煤层七煤层的开采面积及揭露隐伏导水构造突水。目前矿井一水平除北四采区外已开采完毕，二水平正在回采，其北翼七煤层已近开采完毕，南翼采掘工程已进入南五采区。矿井在此期间，由于揭露隐伏导水构造多次发生突水，造成矿井涌水量突然增大。其中1002大巷揭露2#陷落柱发生突水，涌水量最大为7.2m3/min；204岩巷揭露导水裂隙突水，涌水量达47m3/min，2176综采工作面揭露8#陷落柱突水，涌水量达14.1m3/min；2171综采工作面揭露9#陷落柱突水，最大涌水量达2053m3/min；208平7孔揭露10#陷落柱突水，涌水量达26.68m3/min。除去由于突水造成涌水量突然增大因素外，一水平最大涌水量17.22m3/min，正常涌水量为14.78m3/min，目前残余涌水量为3.4m3/min；二水平最大涌水量为27m3/min，目前涌水量为16m3/min，其中包括204岩巷残余涌水量4m3/min。预计四水平涌水量最大涌水量Q最大=7.5m3/min；正常涌水量Q正常=2.8m3/min。1.3煤层特征1.3.1主要可采煤层四水平延深区可采煤层4层，即7S、8S、9S、12S煤层，局部可采煤层2层，即5S、11S煤层。1.3.2主采煤层埋藏条件各煤层情况如下：（1）5S煤层为单一结构煤层，局部可采，大部分为光亮型，煤质良好。煤层厚度变化较大，在0.151.32m之间，平均1.10m。南二剖面线以南较稳定，煤厚达1.00m以上，成为可采煤层。顶板情况：因煤层厚度从北往南逐渐变厚，其顶板岩性也有改变。北部局部为河流冲刷，顶板为粗砂岩，在南二剖面线以南可采范围内，直接顶为深灰色粉砂岩（局部有一层0.30.5m厚伪顶），岩性松软破碎，厚度约5.0m，老顶岩性为硅质胶结的细砂岩，较坚硬，一般厚约10.0m。底板情况：该煤层无伪底，直接底为深灰色粉砂岩，含植物根化石，厚约1.0m。下部为青灰色层状细砂岩，硅质胶结，较坚硬，厚约1.5m左右。（2）7S煤层为稳定的中厚煤层，煤层厚度1.684.58m左右。平均3.20m，煤厚变化为北厚南薄。煤层中含一至二层炭质成分较高的夹石，夹石上部为半亮型和暗淡型煤，下部为松软的光亮型煤。顶板情况：该区7S煤层顶板为复合顶板，伪顶为浅灰色、深灰色泥岩，厚度0.51.0m，变化较大，与直接顶板之间发育有不稳定的煤线，厚0.1m左右。直接顶为深灰色粉砂岩，结构致密、均一，富含科达等植物化石碎片，厚度一般为2.05.0m。其上为硅质胶结中细砂岩，一般厚约4.0m。底板情况：因沉积原因底板变化较大。在井口向斜附近与8煤层间距较小，为1.0m左右，岩性为炭质泥岩及粉砂岩，较松软。往南7S、8S煤层间距逐渐增大，最大约为6.0m。从南二剖面线以南底板由粉砂岩及层状细砂岩组成。（3）8S煤层为较稳定的中厚煤层。厚度变化较大，1.102.50m，平均为1.71m。在四水平西南部有一层夹矸，在0.261.22m之间。主要由光亮型、半亮型和半暗型煤组成。顶板情况：8S煤层顶板在井口向斜附近即为7S煤层底板。从南二剖面线以南分伪顶、直接顶。伪顶为粉砂岩，厚度为0.3m，松软破碎。其上为一层薄煤线，厚0.100.20m，与直接顶起到分隔作用。直接顶为层状细砂岩,厚度一般为3.05.0m，硅质胶结,分布较稳定。底板情况：底板分布较稳定。直接底为灰色粉砂岩，厚度0.10.9m，含杂乱植物根化石。其下为灰色硅质胶结的层状细砂岩，较坚硬，厚度一般为2.0m。（4）9S煤层为稳定的中厚煤层。厚度0.793.25m，平均为1.74m，主要由光亮型和半亮型煤组成。顶板情况：9S煤层直接顶板由于原始沉积和小型构造影响，沿走向及倾向均起伏不平，呈波浪状，厚度一般约6.0m，岩性为深灰色粉砂岩，致密均一,直立裂隙发育，其上为层状细砂岩，一般厚3.4m。底板情况：底板变化比顶板变化表现更为突出，起伏不平，岩性变化不大，一般为灰色、灰褐色的粉砂岩，含杂乱植物根化石，厚1.03.0m。其下为硅质胶结的细砂岩，分布稳定，厚度约为5.0m。（5）11S煤层为不稳定的薄煤层，厚度0.291.26m，平均厚度为0.97m。南二剖面线以北及四水平中下部均不可采。主要由光亮型和半亮型煤组成。四水平下部煤层中有一层0.520.79m厚的夹矸。顶板情况：无伪顶，直接顶板为灰黑色粉砂岩，厚度约4.5m。由北往南逐渐增厚，颜色变深，组织致密，贝壳状断口，灰白色条痕，含大量土黄色条带状泥质结核和黄铁矿薄膜，为第八海侵线。其上为灰白色细砂岩，局部层理发育，厚度一般为5.0m。底板情况：底板无大变化，为褐灰色粉砂岩，厚度在0.6m左右，节理发育，含杂乱植物根化石。其下为高岭土质胶结的细砂岩，遇水风化膨胀，极易底鼓。厚度一般为4.2m。四水平中下部直接底局部为中砂岩。（6） 12S煤层为较稳定的中厚煤层，厚度1.823.78m，平均为2.73m，变化趋势为沿走向由北往南逐渐变厚。南部有二层夹石，为泥岩。煤层主要由光亮型和半光亮型煤组成，含黄铁矿结核，为复杂结构煤层。顶板情况：本煤层无伪顶，直接顶板为腐泥质泥岩。一般厚度0.74.0m，炭质成份较高，为标志层。其上为深灰色粉砂岩，节理发育，含土黄色豆状泥岩结核和黄铁矿散晶及少量海百合茎化石。为第七海侵线，厚8.0m。底板情况：底板发育较稳定，为黑灰色粉砂岩，含大量植物根化石，厚4.0m左右，其下为层状灰色细砂岩。见表1.2：表1.2 煤层特征表煤层5S煤层7S煤层8S煤层9S煤层11S煤层12S煤层煤厚0.151.321.684.581.102.500.793.250.291.261.823.78顶板直接顶深灰色粉岩老顶硅质胶结细砂岩伪顶浅灰色深灰色泥岩直接顶深灰色粉砂岩伪顶为粉砂岩直接顶为层状细砂岩直接顶为深灰色粉砂岩其上为层状细砂岩直接顶为灰黑色粉砂岩直接顶为腐泥质泥岩其上为深灰色粉砂岩续表1.2煤层5S煤层7S煤层8S煤层9S煤层11S煤层12S煤层底板深灰色粉砂岩炭质泥岩及粉砂岩灰色硅质胶结层状细砂岩灰色灰褐色粉砂岩硅质胶结细砂岩高岭土质胶结细砂岩遇水风化膨胀灰黑色粉砂岩较稳定其下为层状煤质光亮型半亮型光亮型光亮型半暗型光亮型半亮型光亮型半亮型光亮型半亮型倾角781081161271169各主要可采煤层顶、底板情况：顶板均为破碎型，7S煤底板为较坚硬型，5S、8S、9S、11S、12S煤层为底板坚硬型。表1.3煤层间距煤层5S煤7S煤7S煤8S煤8S煤9S煤9S煤11S煤11S煤12S煤间距(m)最大37.46.116.817.117.5最小27.01.07.16.79.8平均36.23.912.314.314.91.3.3煤质根据一、二水平生产中获得的各煤层煤质化验资料，各煤层的煤质变化不大，各可采煤层均属于难选和非常难选、结焦性十分良好的肥煤。1.3.4瓦斯、煤尘及煤的自燃性（1）瓦斯通过实际观测，瓦斯涌出量较小，全矿井CH4相对涌出量为0.050.56m3/t，总回风巷瓦斯浓度变化不大，尚处于瓦斯风化带内。从目前揭露的实际情况看，二水平、三水平瓦斯涌出量在逐渐增大，该矿各煤层开采水平亦即将接近瓦斯风化带下限，但从临近吕家坨矿业分公司的实际看，吕矿-800水平以上瓦斯涌出量仍较低，仍在低瓦斯矿井所属范围内。因此预计开采四水平时范各庄矿仍为低瓦斯矿井。（2）煤尘爆炸指数随着开采深部的增加，煤尘的爆炸性逐渐增强。通过对1999年至2002年部分工作面进行煤尘爆炸指数采样抽查发现：煤尘爆炸性指数的最高值为53.86%，平均值为40.40%，较1970年、1975年的采样煤尘爆炸性指数平均值为32.9%提高了7.5个百分点。因此，四水平的煤尘爆炸性指数将高于现在的40.40%。（3）煤尘自然发火期和自燃倾向性在范各庄矿业分公司的六个可采煤层中均有自然发火倾向，但实际自然发火的只有9S煤层与12S煤层，其中12S煤层，从1964年投产至今，发生过8次火灾，发火期最长的25个月，最短的11个月，9S煤层曾发生过一次因外因火灾引起的煤层燃烧现象。所以范矿煤层的自然发火期定为11个月，矿井发火等级定为四级，但随着开采深度的增加，从临近吕家坨矿业分公司的实际情况看，自然发火程度将有所缓解。1.3.5其他参数（1）矿井煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险性自建矿以来未发现煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出现象，本区预计亦无煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出现象。（2）冲击地压自建矿以来未出现冲击地压现象，本区预计亦无冲击地压现象。3、地温-310m水平地温为16.7，-490m水平地温为17， -620m水平地温为18.6。预计-800m水平地温为21.6。2 井田境界和储量2.1井田境界井田南北走向长12.58公里，东西最大倾斜长3.92公里，井田总面积为31.78平方公里，根据采矿许可证确认，范各庄矿井田范围的角点坐标见表2.1表2.1井田边界拐点坐标表各点XY1391791934652390500958223385252945004384618955005379000942996379000939737380000938608381164931899382420929701038362991480113860989244312387642918762.2井田的工业储量2.2.1井田的工业储量考虑到地质因素，本设计只对12s煤层进行储量计算，参加储量计算的均为可采煤层。本井田煤层厚度稳定，平均厚度4.5m，煤层倾角69，平均倾角7根据规定，倾角在015的地段采用煤层伪厚度与水平投影面积计算储量，因此计算井田工业储量时，可以将其作为水平煤层处理。本井田煤容重算术平均值为1.42t/m3，井田投影面积在CAD上测量为30766442m2，算术平均法计算见公式2.1：(2.1)式中Q井田工业储量，t；S块段面积，m2；m见煤点煤层的平均厚度，m；D煤的平均容重，t/m3。经计算，本井田工业储量约为196.60Mt。2.3保护煤柱损失量与可采储量计算2.3.1保护煤柱损失量保护煤柱损失量包括：井田边界煤柱损失、断层煤柱损失、防水煤柱、河流煤柱损失、井筒保护煤柱损失和地面建筑物、构筑物等永久保护煤柱损失。因为本井田无河流，故无需设河流保护煤柱。并把井筒布置在工业广场内及井田境界保护煤柱范围内，大巷布置在岩层中，因此根据本井田的实际情况以及本设计的方案安排，本井田只进行井田边界煤柱损失、断层保护煤柱损失、工业广场煤柱损失。（1）井田边界煤柱损失量由井田开拓图可知，本井田边界大部分与断层重合，故计算井田边界煤柱损失量时，只计算井田西侧和东北方向边界煤柱损失，其余边界按断层保护煤柱计算，井田东北侧及西侧边界长度约为22.241km。根据规定，井田边界留设20m宽的保护煤柱。则可得：井田边界煤柱损失量：Pj=22.2411000204.51.42=2.84Mt（2）断层煤柱损失量根据煤矿矿井采矿设计手册（以下简称手册）规定，断层破坏了岩层的完整性，在没有掌握断层各区段的导水性时，应把整个断层作为导水断层对待。断层防水煤柱不得小于20m。根据井田实际情况，对井田内落差大于5m的断层留设30m保护煤柱。整个东南侧及南侧为断层区域，现技术条件下不适合开采，其面积经统计计算为4764576M2。则可得：井田断层保护煤柱损失量：Pd=47645764.51.42=30.45Mt（3）工业广场煤柱损失量工业广场占地面积，根据煤矿设计规范中若干条文修改决定的说明中第十五条，工业广场占地面积指标见表2.2：表2.2工业广场占地面积指标井型/Mta-1占地面积指标/ha（0.1Mt）-12.4及以上1.01.21.81.20.450.91.50.090.31.8工业广场按级保护，围护带宽度15m，工业广场面积有表2.2确定，由于本井田设计井型为1.20Mt/a，故工业广场面积取14.4公顷，工业广场长400m，宽360m。工业广场处表土层厚80m，工业广场煤层埋藏深度为400m。用垂直剖面法确定工业广场煤柱，表土层移动角=45，基岩移动角r70，67，则可得：经过画图计算得工业场地为一梯形，长、短边长分别829m和773m，高为827m。工业广场保护煤柱如图2.1所示：图2.1 工业广场压煤量计算示意图（4）工业广场压煤量：Pg=（829+773）8270.54.51.42=4.23Mt2.3.2矿井设计可采储量矿井设计可采储量可按下式计算：(2.2)式中Zk矿井设计可采储量，Mt；Zs矿井工业储量，Mt；P保护煤柱损失的储量，Mt；C采区采出率，本井田为厚煤层，取0.75则矿井设计可采储量为：ZZk=(196.60-2.84-30.45-4.23)0.75=162.09Mt矿井储量汇总见表2.3：表2.3矿井储量汇总煤层工业储量/Mt煤柱损失量/Mt可采储量/Mt边界断层工业广场合计12s196.602.8430.454.2337.52119.313矿井工作制度及设计生产能力3.1矿井工作制度根据煤炭工业矿井设计规范（以下简称规范）的相关规定，确定本矿井设计年工作日为300d，工作制度采用“三八制”，即每天两班生产，一班检修，每班八个小时，矿井每昼夜尽提升16小时。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1矿井设计生产能力根据手册规定，井田依据资源情况、开发条件、国家计划、和投资效果四方面确定矿区规模。范各庄矿储量丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件良好，倾角小，厚度变化不大；技术装备先进，交通运输便利；市场需求量大，经济效益好，宜建大型矿井。因此确定范各庄矿新井设计生产能力为1.50Mt/a。3.2.2矿井服务年限根据规范的相关规定，矿井的设计生产能力应与整个矿井的工业储量相适应，以保证有足够的服务年限，以满足规范中的要求，见表3.1。矿井服务年限的计算公式见3.1：（3.1）式中T矿井设计服务年限，a；Zk矿井可采储量，Mt；A矿井设计生产能力，Mt/a；K储量备用系数，本设计采用1.3；表3.1 我国各类井型的新建矿井和第一水平设计服务年限矿井设计生产能力/Mta-1矿井设计服务年限/a第一开采水平服务年限煤层倾角456.0及以上70353.05.06030续表3.1矿井设计生产能力/Mta-1矿井设计服务年限/a第一开采水平服务年限煤层倾角451.22.4502520150.450.9040201515代入数据得：T=119.31/(1.51.3)=61.18a第一水平可采储量为整个井田的一半，为82Mt，其服务年限为：T=87/(1.51.3)=44.6a符合规范要求。4井田的开拓4.1井田开拓的内容井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输通风、排水和动力供应系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题；确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；合理确定开采水平的数目和位置；（1）布置大巷和井底车场；（2）确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；（3）行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；（4）合理确定矿井通风、运输及供电系统。4.1.1确定井筒的形式、数目、位置及坐标（1）井筒分类与原则目前我国的煤矿采用的井筒形式分为三种：立井、斜井、平硐。立井开拓是利用直通地面的垂直井巷作为主副井的开拓方式。立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对副主提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井开拓比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。斜井开拓是利用直通地面的倾斜井巷作为主副井的开拓方式。斜井开拓井筒施工工艺、施工设备与程序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少，地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受地板含水层的威胁；主提升胶带有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主要提升的需要，斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。缺点是：斜井井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限；通风路线长，阻力大，管线长度大，斜井井筒通过富含水层、流沙层，施工技术复杂。利用直通地面的水平巷道作为矿井主要丼硐的开拓方式称为平硐开拓。平硐开拓系统简单，施工方便，在我国一些地形为山岭和丘陵的矿区应用比较广泛。（2）井筒形式、数目、位置确定本井田煤层倾角为6-9平均7，为近水平煤层，煤层底板标高-350m-780m，同时地表为平原无平硐开拓条件；表土层薄，无流沙层；但是水文地质情况比较复杂，涌水量大，曾发生过透水淹井事故，井筒形式立井开拓会比较容易。具体开拓方式会经过经济比较决定。综合以上原则和范矿条件，为了使地面运输方便（铁路在北部），尽可能减少井筒穿过表土层厚度，保证井底车场布置在稳定岩层中，本设计中工业广场的位置选择在井田中部，主、副立井及前期回风立井均设在工业广场内,后期回风立井设在井田东南边界。4.1.2开采水平的划分本井田煤层倾角为6-9平均7，为近水平煤层，煤层底板标高-350m-780m，设计一水平开采，开采标高为-600m。本井田条件适合采用带区式开采，巷道系统简单，经济效益显著。本设计分一水平、四带区开拓，各带区垂高180m。4.1.3大巷布置本设计采用带区式开采，布置三条主要开拓巷道，分别为运输大